一种无巷旁充填沿空留巷锚护结构的协同设计与建造方法

1.本发明涉及沿空留巷无煤柱开采技术领域，尤其涉及一种无巷旁充填沿空留巷锚护结构的协同设计与建造方法。


背景技术：

2.煤炭采用沿空留巷开采，可提高采区采出率10-20％，降低巷道掘进率25-30％，还可实现y型通风、提前治理瓦斯、缓解采掘接替矛盾等，经济效益和技术优势显著，更好地满足安全、高效、绿色、可持续开采需求，具有重要的战略意义。沿空留巷又可以分为巷旁充填控制和无巷旁充填控制两种方式，研究表明，阻抗滞后、成本较高、工序复杂等因素影响了巷旁充填控制技术的应用和发展。所以，研究和推广无巷旁充填沿空留巷控制技术，更有利于煤矿的实际生产并为更多煤矿所接受。
3.无巷旁充填沿空留巷是一个复杂的系统工程，主要技术和流程包括巷道围岩松动圈探测、围岩结构与力学性能分析、巷道掘进与协同锚固、高效爆破切顶、切顶支护、挡矸支护、密闭控制、补强支护等，需要从巷道开掘到留巷结束，从系统角度做好各项技术、工序及工艺的协同设计与系统安排，做到高效施工与科学管理。这些生产环节之间相互关联、相互作用和相互影响，共同构成沿空留巷的系统工程，不能分段或孤立地进行设计和施工。然而，多数煤矿在实施沿空留巷技术时，缺乏系统的设计和施工，导致各项主要技术、工序之间不能前后照应，甚至各自为阵，严重影响了沿空留巷的效率和效果。


技术实现要素：

4.鉴于上述分析，本发明旨在提供一种无巷旁充填沿空留巷锚护结构的协同设计与建造方法，以解决现有的无巷旁充填沿空留巷技术缺乏系统的设计和施工，影响沿空留巷的效率和效果的问题。
5.本发明的目的主要是通过以下技术方案实现的：
6.一种无巷旁充填沿空留巷锚护结构的协同设计与建造方法，包括以下步骤：
7.步骤1：进行采区规划与设计，设计采区的巷道；
8.步骤2：根据沿空留巷顶板覆岩运移规律和留巷变形破坏规律，建立无巷旁充填沿空留巷控制模型及协同锚护控制机理和技术体系；
9.步骤3：运用协同锚护控制机理和技术，进行运输巷的掘进和锚固；
10.步骤4：在运输巷掘进期间，实施边掘进边预裂切顶；
11.步骤5：运输巷掘进到工作面切眼位置后，先通过回风巷对切眼进行反掘施工，运输巷继续往前掘进，直至与底板大巷贯通，形成运输巷与底板大巷联络巷；
12.步骤6：工作面切眼施工到位后，通过底板大巷、运输巷与联络巷运输综采设备，然后在切眼进行安装；
13.步骤7：工作面综采设备安装好以后，首先进行试运行回采，然后进行正式回采；
14.步骤8：完成工作面回采进尺且将靠近采空侧的采架移动到位以后，对采架后方空
出来的尚未垮落的顶板进行临时支护，然后进行挡矸锚护结构的施工；
15.步骤9：完成挡矸梁施工后，随即进行采空区密闭结构施工。
16.进一步地，还包括步骤10：完成挡矸锚护结构与密闭结构施工后的维护。
17.进一步地，步骤1包括：
18.步骤1.1：在采区采面的上方或下方布置一条大巷；
19.步骤1.2：在采区边界布置一条边界下山大巷，按永久大巷布置，并与底板大巷贯通；
20.步骤1.3：在同一采区的其它采面设计运输巷和切眼。
21.进一步地，步骤2包括：
22.步骤2.1：建立无巷旁充填沿空留巷协同锚护结构模型；
23.步骤2.2：建立无巷旁充填沿空留巷协同锚护力学模型；
24.步骤2.3：建立无巷旁充填沿空留巷协同锚护机制；
25.步骤2.4：建立协同锚护关键技术体系。
26.进一步地，步骤2.1中，无巷旁充填沿空留巷协同锚护结构包括巷内锚固结构和巷旁支护结构。
27.进一步地，步骤4中，预裂切顶采用聚能管、炸药和炮泥实施定向爆破。
28.进一步地，爆破的炮眼布置在顶板距高帮90-110mm处，同一组起爆炮眼为8～10个，平行于巷道走向布置在同一条线上，且钻眼角度一致。
29.进一步地，炮眼与水平线的夹角为75～90
°
。
30.进一步地，步骤9中，密闭结构包括钢丝网、防风布和砂袋。
31.进一步地，所述钢丝网从煤层底板铺至顶板，并用铁丝与顶板锚网进行绑定。
32.本发明至少可实现如下有益效果之一：
33.(1)本发明从优化采区采面巷道布置、留巷巷道一次性锚护到位、预裂切顶与留巷掘锚同步进行到挡矸与密闭协同控制，提供了新思路、新方法和新技术，且适用于不同煤矿、不同煤层无巷旁充填沿空留巷开采，同时为其它沿空留巷开采或巷道稳定性控制提供系统的技术借鉴与支撑。
34.(2)本发明根据沿空留巷开采所处的覆岩运移规律、留巷变形破坏规律和协同控制机理，从系统角度全过程进行沿空留巷各主要工序、关键环节的协同设计与协调施工，以进一步提升留巷效果，促进煤矿安全、经济、高效和绿色生产。
35.本发明中，上述各技术方案之间还可以相互组合，以实现更多的优选组合方案。本发明的其他特征和优点将在随后的说明书中阐述，并且，部分优点可从说明书中变得显而易见，或者通过实施本发明而了解。本发明的目的和其他优点可通过说明书以及附图中所特别指出的内容中来实现和获得。
附图说明
36.附图仅用于示出具体实施例的目的，而并不认为是对本发明的限制，在整个附图中，相同的参考符号表示相同的部件。
37.图1为本发明实施例的采区巷道布置图；
38.图2为本发明实施例的无巷旁充填沿空留巷协同锚护结构模型示意图；
39.图3为本发明实施例的无巷旁充填沿空留巷协同锚护力学模型示意图；
40.图4为本发明实施例的运输巷协同锚固示意图；
41.图5为本发明实施例的挡矸托盘的结构示意图；
42.图6为图5的左视图；
43.图7为本发明实施例的梯形垫块结构示意图；
44.图8为图7的俯视图；
45.图9为本发明实施例挡矸托盘与挡矸梁安装局部结构示意图；
46.图10为本发明实施例的炮眼布置示意图；
47.图11为本发明实施例的采空侧挡矸锚护结构示意图；
48.图12为本发明实施例的采空侧挡矸与密闭结构示意图。
49.附图标记：
50.1-第一锚索，2-挡矸托盘，201-托盘板，202-固梁板，203-加强筋板，204-第一穿杆孔，205-第一螺栓孔，3-梯形垫块，301-第二穿杆孔，4-第一螺母，5-减摩垫片，6-第二锚杆，7-螺栓，8-挡矸梁，9-钢丝网，10-防风布，11-砂袋。
具体实施方式
51.下面结合附图来具体描述本发明的优选实施例，其中，附图构成本发明一部分，并与本发明的实施例一起用于阐释本发明的原理，并非用于限定本发明的范围。
52.在本发明实施例的描述中，需要说明的是，除非另有明确的规定和限定，术语“相连”应做广义理解，例如，可以是固定连接，也可以是可拆卸连接或一体地连接，可以是机械连接，也可以是电连接，可以是直接相连，也可以通过中间媒介间接相连。对于本领域的普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。
53.全文中描述使用的术语“顶部”、“底部”、“在
……
上方”、“下”和“在
……
上”是相对于装置的部件的相对位置，例如装置内部的顶部和底部衬底的相对位置。可以理解的是装置是多功能的，与它们在空间中的方位无关。
54.本发明的一个实施例，如图1至图12所示，公开了一种无巷旁充填沿空留巷锚护结构的协同设计与建造方法，充分考虑沿空留巷各个生产环节、各项技术、各项工序和工艺方面的相互衔接，从系统的角度来进行协同设计与实施，最大幅度减少重复作业和工序影响，降低劳动强度和经济成本，促使整个系统充分发挥“1+1＞2”的协同增强效应，显著提升沿空留巷的实效性、安全性和经济性。
55.具体地，包括以下步骤：
56.步骤1：进行采区规划与设计，设计采区的主要巷道。
57.具体包括以下步骤：
58.步骤1.1：在采区采面的上方或下方布置一条大巷。
59.具体地，为了满足沿空留巷所需的y型通风、运输需求和留巷控制，在采区采面下方(或上方，以下同)布置一条底板(或顶板，以下同)大巷，也可以是底抽巷(或顶抽巷，以下同)。
60.如图1所示，进行采区设计时(或者后期补充设计，以下同)，在首采面附近下方布置一条底板大巷。底板大巷按永久大巷进行设计和施工，用于进行瓦斯或水治理、材料运
输、y型通风等，使得沿空留巷期间能够满足通风需求。
61.优选地，底板大巷形状为直墙半圆拱形，底宽为5000～6000mm，中高为3000～4000mm，断面不小于15m2。
62.进一步地，底板大巷采用“锚杆-锚索-锚网-钢带-注浆-喷浆”的协同锚护控制方式。对于断层或局部极松软地段，需对底板大行进行加强锚固或采用u型棚进行补强支护。
63.进一步地，巷道需控制好成形，为锚网索施工打好基础，同时有利于巷道均匀承载和协调变形，保证服务期内的安全使用。
64.优选地，底板大巷的协同锚护控制所采用的锚杆规格为φ22
×
2800mm，间排距为(700～1000)
×
(800～1100)mm，根据顶板岩层结构、力学性能等因素选定。锚杆所采用的锚固剂规格为φ25
×
500mm，使用快速或中速锚固剂，锚固长度不小于1000mm，预紧力为100～120kn。除了底角锚杆下扎30～45
°
钻装，其它锚杆均垂直于巷道轮廓线钻装。锚杆之间用w钢带沿横断面进行连续连锁。
65.优选地，所采用的锚索规格为φ21.6
×
(6200～9200)mm，间排距为锚杆间排距的2倍，即(1400～2000)
×
(1600～2200)mm，根据顶板岩层结构、力学性能等因素选定。锚索所采用的锚固剂规格同锚杆，锚固长度不小于2000mm，张拉力为180～220kn，根据岩层结构及性能、锚杆预紧力、锚索锚固长度及锚固力等因素进行选定。锚索均垂直于巷道轮廓线钻装。锚索之间用t型钢带沿巷道走向进行有效连锁。
66.进一步地，完成锚网和锚索施工后，进行完成注浆、喷浆的工序，一般情况下，按“先喷后注”原则实施。若巷道围岩主要为细砂岩、灰岩等稳定性较好岩层，则只需要进行喷浆，而不需要注浆。
67.步骤1.2：在采区边界布置一条边界下山大巷，按永久大巷布置，并与底板大巷贯通。
68.具体地，边界下山大巷用于材料运输、y型通风等，以更好满足沿空留巷需求。
69.进一步地，边界下山大巷的断面形状、断面尺寸、控制方式及参数等与底板大巷类似，使两者能够实现功能匹配。
70.进一步地，边界下山大巷可以一次性掘支到位，也可以根据采面推进的情况分段进行延伸，以提高生产效率。
71.进一步地，如果煤矿进行开拓系统设计和施工时，没有考虑边界下山大巷的布置，也可以在后期进行补充设计和施工。
72.步骤1.3：在同一采区的其它采面设计运输巷和切眼。
73.本实施例中，除了首采面需掘运输巷、回风巷和切眼外，同一采区的其它采面均只需掘运输巷和切眼，同时保留上一个采面的运输巷作为本采面的回风巷。
74.进一步地，由于综采设备、液压支架等材料运输能够通过底板大巷、边界下山大巷来实现，故运输巷只需满足生产的基本要求即可，而不需要布置成大断面巷道，从而有利于沿空留巷稳定性控制和提升留巷效果。
75.本实施例中，在每个采面回采时，保留运输巷作为下一个采面的回风巷，所以每条运输巷都要经历多次采动影响和破坏，尤其是下一个面回采时对运输巷的破坏作用更强，因此需要采用协同锚固技术进行加强控制。
76.特殊地，当首采面不是布置在采区的边界位置，而是从采区中间的某一位置进行
布置时，可以在该采面进行运输巷、回风巷的“双留巷”设计和实施。
77.步骤2：根据沿空留巷顶板覆岩运移规律和留巷变形破坏规律，建立无巷旁充填沿空留巷控制模型及协同锚护控制机理和技术体系，以显著提升留巷锚护结构的稳定性与适应性，从而提高留巷控制效果。
78.具体地，包括以下步骤：
79.步骤2.1：建立无巷旁充填沿空留巷协同锚护结构模型。
80.如图2所示，无巷旁充填沿空留巷协同锚护结构包括巷内锚固结构和巷旁支护结构。巷内锚固结构包括顶板一阶锚固梁、顶板二阶锚固梁、顶板三阶锚固梁、实煤帮一阶锚固体和实煤帮二阶锚固体，巷旁支护结构包括切顶支护体、挡矸支护体、矸石支护体。
81.进一步地，顶板一阶锚固梁包括锚杆及其锚固岩体，顶板二阶锚固梁包括锚索及其锚固岩体，顶板三阶锚固梁包括锚索及其锚固岩体组成，实煤帮一阶锚固体包括锚杆及其锚固煤体，实煤帮二阶锚固体包括锚索及其锚固煤体，切顶支护体包括液压单体柱和钢梁，挡矸支护体包括挡矸梁、金属网、密封材料，矸石支护体包括采空区垮落矸石。
82.步骤2.2：建立无巷旁充填沿空留巷协同锚护力学模型。
83.无巷旁充填沿空留巷协同锚护力学模型如图3所示。协同锚护机理通过实现巷内锚固结构和巷旁支护结构的协同承载和协调变形，使整个沿空留巷结构产生“1+1》2”的协同锚护作用和增强效应，从而显著提升留巷锚护结构的稳定性和适应性。
84.图中：f(q0)-上覆岩层作用力；f(q1)-顶板三阶锚固梁承载力；f(q2)-实煤帮二阶锚固体水平承载力；f(q3)-实煤帮二阶锚固体竖直承载力；f(q4)-切顶支护体支护力；f(q5)-挡矸支护体支护力；f(q6)-垮落矸体支护力。
85.协同锚护机理及力学模型公式为：
86.f＝∑f
qi
+δf＞∑f
qimax
87.f＝kf
q0
88.式中：f为协同锚护结构的总承载力；f
qi
表示某一子结构的承载力，分别为f
q1
、f
q2
、f
q3
、f
q4
、f
q5
、f
q6
；f
qimax
表示某一子结构单独作用时的最大承载力；δf表示各子结构通过协同控制所产生的协同增力；k表示增强留巷锚护结构稳定性与适应性的控制系数。
89.步骤2.3：建立无巷旁充填沿空留巷协同锚护机制。
90.进一步地，基于协同锚固机理及层状复合顶板一阶锚固梁、二阶锚固梁和三阶锚固梁的结构特征与力学关系，得出锚杆和锚索对巷内顶板结构的协同锚固作用与协同效应；基于实煤帮一阶锚固体和二阶锚固体的结构特征与力学关系，得出锚杆和锚索对实煤帮结构的协同锚固作用和协同效应；进而得出顶板、实煤帮各锚固子结构之间的协同关系，得出“巷内锚固结构”协同锚固机制。
91.进一步地，基于切顶支护体、挡矸支护体和矸石支护体的结构特征、力学性能与协同关系，得出它们对巷内顶板、上覆岩层的协同支护作用和协调变形控制，得出“巷旁支护结构”协同支护机制。
92.进一步地，基于留巷锚护结构稳定性与适应性控制机理、“巷内锚固结构”、“巷旁支护结构”和底板之间的结构特征与力学关系，得出“巷内锚固结构”和“巷旁支护结构”之间的协同承载和协调变形机制，以及它们对底板的协同防控机制，建立无巷旁充填沿空留巷协同锚护机制。
93.步骤2.4：建立协同锚护关键技术体系。
94.进一步地，基于影响无巷旁充填留巷控制的主要因素，建立包含“巷内围岩协同锚固技术、预裂切顶卸压技术、巷旁切顶支护技术、巷旁挡矸支护技术、巷内与采空区封闭技术、垮落矸体自承技术、底板协同防控技术”等在内的协同锚护技术体系。
95.步骤3：运用协同锚护控制机理和技术，进行运输巷的掘进和锚固。
96.具体地，运输巷以“锚杆-锚索-锚网-钢带”协同锚固为主，如图4所示。对于断层或局部极松软地段，需进行加强控制。
97.进一步地，运输巷锚固结构的锚杆规格为φ22
×
(2500～2800)mm，间排距为(800～900)
×
(800～1000)mm，根据顶板岩层结构、力学性能和留巷稳定性等因素选定。锚固剂规格、用法同底板大巷的锚固剂。预紧力约为100kn。两帮底角锚杆下扎30～45
°
钻装，两帮上角锚杆上偏15～25
°
，顶板最靠近采空侧帮(一般为高帮，以下同)的锚杆呈铅直钻装，以利于后期预裂切顶，顶板最靠近实煤帮(一般为低帮，以下同)的锚杆偏向实煤帮15～25
°
钻装，其它锚杆均垂直于巷道轮廓线钻装。
98.进一步地，顶板锚杆使用左旋无纵筋且尾部是细丝扣的高强锚杆，能够更好地施加预紧力和有效防止螺母松退，锚杆之间用w钢带沿横断面(横向)进行连续连锁。低帮锚杆同样使用左旋无纵筋且尾部是细丝扣的高强锚杆，锚杆之间用w钢带沿横断面(竖向)进行连续连锁。
99.进一步地，由于多数煤层属于缓倾斜及以上煤层，运输巷高帮一般由煤体帮和岩体帮两部分组成。高帮均使用无纵筋全螺纹锚杆，尤其是位于岩体帮的锚杆要使用无纵筋全螺纹锚杆，后期进行挡矸结构施工时方便拆卸螺母和重新安装。对于近水平煤层，高帮主要为煤体，同样可使用无纵筋全螺纹锚杆。高帮锚杆是否使用w钢带沿横断面(竖向)进行连锁，需根据高帮高度、煤体力学性能参数等选定，但考虑到后期施工方便，高帮能够满足基本稳定要求就尽量不使用钢带。
100.进一步地，考虑到沿空留巷的后期挡矸支护施工需要，顶板最靠近高帮的锚杆(第一锚杆1)使用无纵筋全螺纹锚杆，第一锚杆1与高帮的距离x为300～400mm，用于预留钻打炮眼和爆破切顶空间。第一锚杆1使用挡矸托盘2、梯形垫块3和第一螺母4安装。
101.具体地，如图5至图6所示，挡矸托盘2包括托盘板201、固梁板202和加强筋板203，托盘板201和固梁板202为方形板，并通过两块加强筋板203连接。两块加强筋板203相互平行，形状均为三角形板，三角形板的两个侧边分别连接托盘板201和固梁板202，三角形板的另一条边为内凹的弧形，能够减少挡矸托盘2的整体重量。托盘板201和固梁板202的夹角为(θ+θ1)，其中θ为煤层倾角，θ1为挡矸梁8与采空侧帮的夹角。
102.进一步地，托盘板201的中间位置设有第一穿杆孔204，第一穿杆孔204的轴线与托盘板201的表面的夹角为90
°‑
θ，第一穿杆孔204孔壁方向与固梁板202的夹角为θ1，以保证第一锚杆1能够铅直安装。
103.进一步地，固梁板202上布置有第一螺栓孔205，第一螺栓孔205垂直于固梁板202且在固梁板202的宽度方向上居中，在长度方向上靠下布置。
104.安装时，挡矸托盘2的托盘板201紧贴巷道顶板安装，第一锚杆1穿过托盘板201上的第一穿杆孔204并使用第一螺母4锁紧。
105.进一步地，梯形垫块3安装在托盘板201和第一螺母4之间，一方面，当托盘板201和
固梁板203受力较大时，梯形垫块3能够起到填充和阻抗作用，防止挡矸托盘2发生较大的变形和破坏。另一方面，梯形垫块3底部呈水平状，便于第一锚杆1的第一螺母4的铅直安装和竖向受力，不易发生剪切破坏。
106.进一步地，如图7至图8所示，梯形垫块3设有第二穿杆孔301，第二穿杆孔301贯穿梯形垫块的两个侧面并垂直于直角面。
107.进一步地，如图9所示，第一锚杆1安装时，挡矸托盘2的托盘板201紧贴巷道顶板，梯形垫块3的斜面紧贴托盘板201，第一锚杆1穿过第二穿杆孔301、第一穿杆孔204后插入顶板的锚杆眼孔，然后安装第一锚杆1的第一螺母4。
108.优选地，在梯形垫块3和第一螺母4之间还设有减摩垫片5，能够有效减少梯形垫块3和第一螺母4之间的摩擦，同时提升预紧力施加效果。
109.进一步地，为了减少上一个采面回采后低帮受压变形和缩进，在每个采面低帮腰线附近钻装一列“锚索+t型钢带”，即用t型钢带将锚索沿巷道走向进行有效连锁。优选地，锚索规格为φ21.6
×
4200mm，锚固剂规格、用法与底板大巷相同，锚固长度约为1500mm，张拉力为150～160kn。该列锚索可以在巷道掘进时一次性施工到位，也可以根据情况滞后补打。
110.进一步地，顶板锚索规格为φ21.6
×
(7200～9200)mm，间距根据同排锚索数量进行选定，排距约为顶板锚杆排距的2倍，即1600～2000mm。锚固剂规格及用法与底板大巷相同，张拉力为160～180kn。顶板最靠近低帮锚索偏入肩角20～30
°
钻装，顶板最靠近高帮锚索呈铅直钻装，其它锚索则垂直于巷道轮廓线钻装。锚索之间用t型钢带沿巷道走向进行有效连锁，考虑到高瓦斯矿井防止静电传导以引爆采空区瓦斯等因素，锚索采取“矩阵式连锁”方式，每间隔50～60m就断开一次连续连锁，即矩阵之间相互断开。
111.进一步地，锚杆、锚索布置密度需要根据运输巷具体情况另行确定，需保证巷道强度、刚度能够满足留巷承载能力和抗变形能力的需要。优选地，一般情况下，锚索沿巷道走向布置不少于3列，且在做好力学分析与结构设计的情况下，可以实行分期钻装，从而提高巷道掘进效率。
112.进一步地，在运输巷掘进期间，将运输皮带、轨道、风筒和管路靠近低帮布置，或者给高帮留出1500～2000mm左右的空间距离，以方便进行预裂切顶工序的施工。
113.步骤4：在运输巷掘进期间，实施边掘进边切顶，以减少预裂切顶工序对巷内设备布置、后期其它工序的影响，从而实现沿空留巷工序和流程再造。
114.具体地，利用运输巷掘进所留空间，滞后于巷道掘进头一定距离(例如，150～200m)，开始实施预裂爆破切顶，在巷内顶板与采面顶板之间先形成切顶裂缝，如图2所示，待采面回采后，能够明显减少采空区顶板垮落对巷内顶板的力学影响和破坏作用，从而促进留巷顶板稳定。
115.本实施例中，预裂切顶采用“聚能管+炸药+炮泥”来实施定向爆破。
116.具体地，巷道顶板至高帮预留300～400mm的炮眼布置空间，炮眼布置在顶板距高帮90-110mm处，同一组起爆炮眼为8～10个，需平行于巷道走向布置在同一条线上，且钻眼角度一致，炮眼与水平线的夹角α为75～90
°
，以增强爆破预裂切缝效果。
117.进一步地，炮眼深度根据顶板岩层结构、厚度和力学性能来选定，尤其是要考虑决定采空区顶板能否充分垮落的关键岩层的厚度和深度。为了保证关键岩层能够垮落，要求
炮眼孔底的位置需超过关键岩层厚度的2/3及以上。如图10所示，设关键岩层厚度为l1，关键岩层底部到巷道顶板距离为l2，炮眼与水平线的夹角为α，则炮眼深度l＝(2/3l1+l2)/sinα～(l1+l2)/sinα。优选地，考虑到聚能管长度和炮泥封堵长度，炮眼深度l一般为6500mm、8000mm、9500mm、11000mm，根据计算结果进行选取。
118.进一步地，每个炮眼进行分段爆裂，即采用聚能管+炸药分段装药，并用炮泥进行堵眼，炮泥封堵长度约为2000mm。每根聚能管长度为1500mm，直径为42mm，则每个炮眼使用聚能管数量＝(l－2000)/1500。根据顶板岩层结构、厚度和岩性，每根聚能管的装药数量需另行选定。
119.示例地，某运输巷关键岩层厚度l1＝2500mm，其底部到巷道顶板距离l2＝5800mm，确定炮眼与水平线的夹角α＝75
°
，则炮眼深度l＝(2/3
×
2500+5800)/sin75
°
～(2500+5800)/sin75
°
＝7698～8557mm，选取炮眼深度l＝8000mm。每个炮眼使用聚能管数量＝(8000－2000)/1500＝4根，根据岩层分布和岩性，采取“3-3-2-1”装药结构，即从炮眼底向外，第一根聚能管装3节炸药
……
第四根装1节炸药。炮泥封堵长度为2000mm，使用炮棍逐节杵实。
120.本实施例中，切顶放炮与巷道掘进实施平行作业。
121.步骤5：运输巷掘进到工作面切眼位置后，先通过回风巷对切眼进行反掘施工，运输巷继续往前掘进，直至与底板大巷贯通，形成运输巷与底板大巷联络巷。
122.本实施例中，由于预裂爆破切顶滞后于运输巷掘进头一段距离，在运输巷与底板大巷贯通期间，正好完成全部的切顶放炮施工，从而更为有效地缩短生产周期。
123.进一步地，运输巷与底板大巷贯通后，再采用正掘方式开挖切眼，以保证安全生产、提高掘进效率和缩短生产周期。
124.步骤6：工作面切眼施工到位后，通过底板大巷、运输巷与联络巷运输综采设备，然后在切眼进行安装。
125.进一步地，在切眼安装综采设备期间，运输巷、回风巷可平行开展采面回采前的准备工作，包括巷道稳定性检测与维护等。
126.步骤7：工作面综采设备安装好以后，首先进行试运行回采，然后进行正式回采。
127.在试运行回采过程中，及时解决可能存在和出现的问题，随后进行正式回采。
128.本实施例中，出于留巷控制需求，运输巷已经实施全长加强锚固，因此，安全出口与巷道连接处超前压力范围内不需再进行加强支护，尤其是不需架设密集支柱进行加强支护，从而创造了良好的作业环境和空间。
129.步骤8：完成工作面回采进尺且将靠近采空侧的采架移动到位以后，对采架后方空出来的尚未垮落的顶板进行临时支护，然后进行挡矸锚护结构的施工。
130.本实施例中，在完成工作面回采进尺且将靠近采空侧的采架移动到位以后，立即对采架后方空出来的尚未垮落的顶板进行临时支护，然后进行挡矸锚护结构的施工，以防止采空区顶板垮落后矸石窜入巷内空间。必要时，采架边移动就边进行临时支护，以防止顶板过早垮落。
131.进一步地，完成采面进尺后，先移动最靠近采空侧的头个采架，然后使用单体柱+钢梁做好临时支护；如果头个采架后方空出来的顶板不能满足挡矸锚护需求时，再移动第二个采架，同样即时做好临时支护。
132.进一步地，在完成临时支护的基础上，随即进行挡矸锚护结构的施工，以防止采空区顶板垮落矸石窜入巷内空间。
133.在进行挡矸锚护结构的施工时，首先拆掉高帮的岩体帮最上面的锚杆(第二锚杆6)以及其它需要用来固定挡矸梁8的锚杆(下同)的锚杆保护装置，然后卸掉第二锚杆6的螺母和托盘。
134.进一步地，挡矸梁8上设有第二螺栓孔和第三穿杆孔，其中，第二螺栓孔用于连接固梁板202，第三穿杆孔用于连接第二锚杆6。
135.安装时，将挡矸梁8上端的第二螺栓孔对准固板梁202上的第一螺栓孔205，然后将螺栓9插入第二螺栓孔和第一螺栓孔205，再将螺栓9的第二螺母在螺栓体的另一头安装好，但先不拧紧，以方便找准挡矸梁8的定位。
136.进一步地，将挡矸梁8下端的第三穿杆孔对准岩体帮上的第二锚杆6，使得第二锚杆6的尾部从第三穿杆孔穿出，然后再将托盘、螺母安好，并将螺母完全拧紧。随后再将螺栓9的第二螺母完全拧紧，即完成挡矸梁8的安装。
137.本实施例中，通过将挡矸梁8分别固定于第一锚杆1和第二锚杆6，能够实现锚杆锚固与挡矸梁挡矸的协同锚护作用，当采空区顶板岩体垮落后，会对挡矸结构尤其是挡矸梁8形成较大的侧压，而此挡矸锚护结构能够将部分压力转移至顶板第一锚杆1和第二锚杆6，进而提高挡矸锚护结构的整体稳定性。
138.进一步地，对于近水平煤层，采面回采时只有位于岩体帮最下部的第二锚杆6能够保留，所以挡矸梁8的规格需满足其下部与岩体帮最下部的第二锚杆6进行安装和固定，同时下端插入底板深度约200mm，以更好发挥挡矸梁8的挡矸作用。
139.步骤9：完成挡矸梁8施工后，随即进行采空区密闭结构施工，一方面防止采空区垮落矸石冲击和破坏密闭结构与挡矸锚护结构，另一方面防止瓦斯或有害气体窜入巷内。
140.具体地，在挡矸梁8与采空区之间先铺钢丝网9，需从煤层底板铺至顶板，并用铁丝将钢丝网9与顶板锚网进行绑定。钢丝网9主要用来防止碎矸掉入巷内，同时给防风布10提供骨架支撑。
141.进一步地，钢丝网9铺好后，随即在钢丝网9与采空区之间铺设防风布10，需从煤层底板铺至顶板，并用铁丝将防风布10与钢丝网9在顶部进行绑定，并要求有部分防风布10折叠后平铺在煤层底板上并用矸石压平压好。防风布10主要防止有害气体涌入巷内空间。
142.进一步地，防风布10铺好后，随即在防风布10与采空区之间堆积一至两层砂袋11。砂袋11可用普通编织袋，现场装满碎矸并封口后即可堆砌，要求从煤层底板堆砌至顶板，底层砂袋需将铺在底板的防风布10压实。
143.具体地，如图12所示，从挡矸梁8往采空区方向，依次铺设有钢丝网9、防风布10和砂袋11，四者之间紧密接触，从而起到较好的挡矸与密闭作用。
144.进一步地，若为二类及以上自燃煤层，在完成挡矸结构施工且趋于稳定后，还需要对挡矸结构进行喷浆处理，以增强密闭性和防止煤层自燃，必要时还需要往采空区注氮以防自燃发生。优选地，完成常规喷浆后，可再喷一层新型材料，该材料具有较好延展性，可防止浆体开裂后漏风和漏出有害气体。
145.步骤10：完成挡矸锚护结构与密闭结构施工后的维护。
146.完成挡矸锚护结构与密闭结构施工后，需加强观测和检测，当发生局部破坏时，需
及时进行维修。
147.进一步地，完成留巷上一个工作面回采后，在下一个工作面回采前需进行必要的安全检测，对局部变形破坏较为明显的地段，需要进行补强支护。在留巷下个工作面回采时，在出口前方30～50m甚至更长距离范围内，需要采用“单体柱+钢梁”进行超前支护，可以根据现场实际情况确定超前支护的密度和强度，以保证安全。
148.进一步地，在下一个工作面回采时，在做好超前支护的基础上，尽可能将留巷锚护材料进行回收，尤其要卸掉顶板锚杆螺母、锚索锚具、托盘和钢带等，一方面节省锚护材料，另一方面促进留巷顶板的充分垮落，防止存在盲巷和瓦斯罐。
149.综上所述，本发明实施例提供的一种无巷旁充填沿空留巷锚护结构的协同设计与建造方法，从优化采区采面巷道布置、留巷巷道一次性锚护到位、预裂切顶与留巷掘锚同步进行到挡矸与密闭协同控制，提供了新思路、新方法和新技术，且适用于不同煤矿、不同煤层无巷旁充填沿空留巷开采，同时为其它沿空留巷开采或巷道稳定性控制提供系统的技术借鉴与支撑。本发明实施例根据沿空留巷开采所处的覆岩运移规律、留巷变形破坏规律和协同控制机理，从系统角度全过程进行沿空留巷各主要工序、关键环节的协同设计与协调施工，以进一步提升留巷效果，促进煤矿安全、经济、高效和绿色生产。
150.以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。